控制爆破技术在宝泉电站危崖处理中的应用

第1页共7页控制爆破技术在宝泉电站危崖处理中的应用杨兴洪（中国水利水电第七工程局有限公司四川成都611730）【摘要】在河南宝泉抽水蓄能电站危崖处理过程中，借鉴了控制爆破施工的一般经验，结合危岩处理的具体情况，将控制爆破技术应用于柱状危岩的开挖处理中，实现了快速、安全、经济处理危岩的目的，爆破效果十分理想。【关键词】宝泉抽水蓄能电站危崖处理控制爆破1工程概况宝泉抽水蓄能电站位于河南省辉县境内，其下水库两侧岸坡陡峻，左侧库岸冲沟发育，局部切割呈“墙”状山脊，发育悬谷。在开关站后高陡的基岩岸坡上，分布有5块潜在的不稳定岩体。在这5块潜在的不稳定岩体中,大部分为柱状或墙状危岩体，其中以L3危岩最具代表性。如不稳定岩体产生滑塌，对下库进/出水口及开关站的正常施工以及电站今后的安全运行均有可能造成直接危害。因此，在下水库主体工程施工前有必要对下水库周边不稳定岩体预先进行开挖处理。2危崖体概况2.1地质、地貌情况500KV开关站后坡陡崖分布有L1、L2、L3、L4、L5等五条卸荷张开裂隙形成岩柱，各裂隙产状如下：L1：EW，S∠78～85º，张开10～15cm，面粗糙，局部碎石充填，可见延伸长度约7m，分布于崖脚高程490m以下。L2：N80～90ºW，SW∠78～85º，张开3～10cm，内夹少量碎石，可见延伸长度15～20m，分布于高程505m以下。L3：N60～70ºW，SW∠75～80º，张开30～40cm，1m深度以后张开10～20cm，内夹有少量碎块石，顺陡崖面延伸，分布于高程560m以下。L4：N60～70ºW，SW∠78～83º，张开10～30cm，上大下小，内夹有少量碎石，顺陡崖面延伸，分布于高程约680m以下。L5：N5ºE～N5ºW，NW（SW）∠65～75º，张开1～3cm，内无充填物，延伸长，与陡崖面斜交，分布于高程680m以下。2.2危崖稳定性分析第2页共7页根据该5条卸荷裂隙的产状可知，由L1～L4四条裂隙组成的不稳定体失稳方向正对着开关站位置，崖脚距开关站250～300m，原已失稳崩塌的大块石已滚到开关站附近的公路边；L5裂隙上部倾角70～75º左右，下部倾角65～70º左右，岩体为硬质石英岩状砂岩，其间无软弱层，亦无倾向坡外的中缓倾角结构面与其组合，陡崖段裂隙张开1～3cm，属弱卸荷节理，裂隙伸入L3下部岩体（高程约500m以下）呈闭合状，因此可推断该岩体为基本稳定，但由于施工影响等因素，该岩体仍有崩塌的可能，一旦失稳，将滚向下水库进/出水口方向（L5倾向下水库上游），对开关站影响较小，但对下水库进/出水口安全有影响。因此，必须对边坡上不稳定体岩体进行有效的处理。同时,不允许在开挖爆破过程中出现新的危岩。危崖情况见下图：开关站后坡危崖处理剖面图4905053#-2-1施工道路开关站开挖线后坡坡体后坡陡崖685原始地面线560450360至宝泉村公路L4L3L2L13危崖体处理方案经设计、专家讨论，由于L4、L5目前对施工及电站后期运行影响不大，暂不做处理。L1、L2危崖体处理量较小，处理难度不大，处理方法参照L3施工。本文主要讨论L3危崖体处理方案。3.1处理方案第3页共7页L3处理方案1：从石笋顶部钻孔，分三层开挖爆破到位。第一层分层高度2.5m，采用手风钻垂直顶面向下进行钻孔，将顶面修剪平整；第二层分层高度8.5m，主要采用100B潜孔钻机垂直向下进行钻孔，周边个别部位采用手风钻辅助钻孔，第三层分层高度9m，主要采用100B潜孔钻垂直顶面进行钻孔。L3处理方案2：从石笋上游侧面水平钻孔，将L3石笋侧面全部布置爆破孔，一次性将L3顶部三层危岩分解爆破到位。L3处理方案3：从第三层上游侧面水平钻孔，分段爆破，爆出石笋下部第三层岩体，利用石笋自身的失稳倒塌，倒塌后再进行解小爆破分解。3.2方案比较方案1：方法简单可行，施工稳妥，控制得力对其他部位施工的影响较小，且施工过程可得到较好的控制，可保证施工安全，虽花时间较长，对下部进出水口开挖有较大影响，但可以通过组织和上下同步作业，尽量减少干扰。另外，施工方便，技术可靠成熟便于控制，对保留岩体的的威胁小。方案2：主要优点是将一次爆破到位，总体施工时间短，缺点是技术要求高，需要很高的爆破设计水平和施工水平，且难以控制，虽工期短，但施工安全风险大，对保留岩体存在、伤害的可能。方案3：优点主要是施工准备工作量低，施工时间短，有利于开关站边坡及尾水边坡施工的早日开工；缺点主要是对爆破作业的技术要求很高，对下部的高压线及公路破坏较大。但由于L3危岩体呈后倾状态,在其底部实施爆破后,危岩体将有可能不向前抛掷或倾倒,而是沿其后缘切割面整体向下滑动。如果出现此种局面,再次对其进行处理时,危岩体存在随时继续向下滑动的可能性,其施工安全均无法保证。通过现场勘察，各方专家意见，尽管三个处理方案在实施过程中均有一定的难度,但经充分研究、讨论后,认为采取方案一进行处理,只要爆破设计合理,并精心组织施工,应可以达到处理的目的。即浅孔分层下降，松动爆破，控制飞石距离、爆破震动和抛掷方向，控制石渣块径。各爆破方案见下图：第4页共7页α=10°2.5α爆破孔下游侧面上游侧面下游侧面上游侧面5段13段11段9段7段3段1段(cm)孔距孔名爆破设计参数表(mm)孔直径(m)孔深量(kg)单孔装药(cm)排距AA-A爆破网络图1m1m1m1m主爆孔422.51001001工作面平台开关站后坡陡崖危崖处理爆破设计（方案1）56010段50cm50cm9段8段7段6段5段4段3段2段爆破孔爆破孔爆破孔爆破孔1.0m1.0m1.0m1m1m开关站后坡陡崖L3危石处理爆破设计（方案2）黄泥堵塞装药网络图A-AL3第三层底面线下游侧面上游侧面爆破孔爆破孔光爆孔1mAA电力起爆导爆索导爆索爆破孔爆破孔光爆孔15段1.0m排距(cm)单孔装药量(kg)1004.63001.8孔深(m)孔直径(mm)爆破设计参数表7.81001101110850孔名主爆孔光爆孔段别光爆孔装药结构图孔距(cm)400g400g400g400g非电雷管导爆索80cm60cm竹片80cm第5页共7页5601m10°10°1m开关站后坡陡崖L3危石处理爆破设计(方案3)装药网络图A-AL3第三层底面线下游侧面上游侧面10°光爆孔爆破孔爆破孔光爆孔L3第三层1m1m1mAA电力起爆导爆索导爆索导爆索导爆索爆破孔爆破孔光爆孔光爆孔3段3段1段50cm50cm1.0m1.0m1.0m1.0m50cm50cm排距(cm)单孔装药量(kg)1004.63001.8孔深(m)孔直径(mm)爆破设计参数表7.81001101110850孔名主爆孔光爆孔段别光爆孔装药结构图孔距(cm)400g400g400g400g400g黄泥堵塞非电雷管导爆索80cm60cm80cm4施工准备4.1临时道路布置与修建根据施工需要，结合地形条件，各布置一条至L1～L3危岩根部和至L2顶部临时便道。4.2L2顶部脚手架布置及架设处理开关站后坡危岩遵循自上而下的开挖规则，因此在处理L1～L3时必须先上至L3顶部，然后自上而下分层逐步下挖。从现场地形看，自L1搭设脚手架至L3顶部是不现实的，因此结合地形及施工便道布置情况，自L2顶部利用有限的地形搭设脚手架，布置踏梯。脚手架的布置主要是解决人员、材料及工器具通行运输问题。4.3施工供风布置风源：供风设备采用20m3油动空压机，利用WA380装载机将油动空压机拖至3#-2-1道路，并对空压机进行一定的安全防护。零星用风则采用打气泵供风。供风管路：供风管路采用Φ80钢管从3#-2-1道路上沿原始边坡地形向上接至L2陡崖顶部，然后再用1.5〞胶管接入工作面。5开挖施工方法5.1L3危岩开挖方法第6页共7页根据设计修改通知以及设计人员和监理工程师现场指定知道，L3危崖处理范围自高程560～532区间，高差大约28ｍ。主要表现为三层，第一层主要为远观为三个大的浮石，长约20ｍ，宽6～8ｍ，高度5～8ｍ；第二层为完整的岩体，与保留山体之间有明显裂隙，该层长度约23ｍ，宽度8～10ｍ，高度约15ｍ；第三层岩体完整，岩石表现为红褐色，水平层状明显，与山体之间有明显裂隙。该层长度20ｍ左右，宽度与第二层基本一致，高度7ｍ左右。先钻爆外部的最大的孤石，然后向山体依次钻爆。施钻外部大孤石时，利用靠里侧的孤石施作插筋，作为安全绳的固定点，施钻最里面的孤石时，安全绳固定在岩壁的插筋上。当上部浮石基本清除完后，下部基本为一个整体施工平台，采用常规方法，一次施钻，一次分段爆破。爆破钻孔采用YT28手风钻垂直岩体顶部钻孔，靠上游侧爆破抵抗线稍微小一些，靠脚手架部位的抵抗线稍微大一点，以便石渣尽量向上游方向抛掷。爆破采用宽孔距小抵抗线分段起爆松动爆破，分层厚度2.5~3m；爆破后石碴大部分被抛掷到上游山坡坡面，留在平台上的余渣采用人工推向上游山坡。5.2L2、L3危岩开挖方法采用手风钻自L2、L3顶部向下分层钻爆。爆破采用宽孔距小抵抗线分段起爆松动爆破，V形电力起爆方式，分层厚度2.5～3m；爆破后石碴大部分被抛掷到正面山脊，留在平台上的余渣采用人工推向上游山坡。6爆破设计6.1爆破方式小抵抗线宽孔距孔间微差顺序起爆。孔距为抵抗线的2～4倍，这种爆破方式，可以有效控制岩块粒径，控制单向药量，尽可能减小爆破震动。6.2最小抵抗线的确定确定抵抗线Ｗ值主要从安全、经济、利于钻孔等方面进行综合考虑,Ｗ值定得过大,则每个炮孔的装药量偏大,必然增加碎块的抛掷距离和爆破震动影响,Ｗ值定得过小,欲使危岩底部彻底炸碎,炮孔必然很密,增加了钻孔工作量,单位体积的耗药量也必然增大,费时费料。考虑每个炮孔均采用药壶装药,参照有关施工经验,确定最小抵抗线Ｗ为1.5～1.8ｍ。6.3爆破震动影响估算爆破震动影响采用震动速度ｖ进行控制,其计算公式为:ｖ=ｋ(Ｑ1/3/Ｒ)2式中:第7页共7页ｖ为测试点的爆破振动速度(cm/ｓ);ｋ与传播地段岩石性质有关的系数,根据危岩的岩石级别,ｋ取1.5～2.0；Ｒ为药包中心至后缘切割面的最短距离,取2.0m；Ｑ为最大单响药量,取14kg。根据该公式计算ｖ值为3.12～4.16cm/ｓ,由于危岩附近无其他重要建筑物,仅要求在爆破后不对危岩后侧保留岩体产生震动破坏,不形成新的危岩。根据《水利工程爆破安全规则》规定,ｖ控制在5cm/ｓ以内,危岩周边所保留岩体可确保不遭受破坏。（1）爆破参数设计钻孔孔径：D＝42cm；药卷直径ｄ＝32mm；钻孔深度L＝2.5～3.0m，实际施工时可根据现场情况确定；钻孔孔距：1.0～1.2m；钻孔排距：0.5～0.6m；最小抵抗线W＝0.6H＝1.5~1.8m；装药量Q＝（0.125～0.44）ｑW3;装药结构：采用32mm药卷，连续装药，装药长度0.9～1.2ｍ。堵长：0.2～0.5L，采用黄泥堵塞。爆破参数设计按照多面临空和陡崖的崩塌爆破和浅孔减弱松动爆破设计。爆破网路：采用混联方式。（2）飞石安全距离爆破飞石安全距离按照常用的经验公式确定。RF=20n2WKF安全系数KF取1.5；计算RF=20n2WKF＝54.5ｍ。满足规范规定的100ｍ的控制距离要求。7结语L3处理完成后,经检查后缘切割面岩体完整,未因爆破产生震动破坏,周边也未出现新的危岩。危岩爆破后已自行破碎,无须再次解小,人工可以直接清运。作者简介：杨兴洪（1974-），男，四川富顺人，分局副总经济师兼斜卡项目常务副经理，工程师、经济师，从事水电工程施工技术与项目管理工作。